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有色冶金毕业论文题目大全及范文

发布时间:2024-07-09 05:37:02

有色冶金毕业论文题目大全及范文

(一)破碎与磨矿 据调查,我国选金厂多采用颚式破碎机进行粗碎,采用标准型圆锥碎矿机中碎,而细碎则采用短头型圆锥碎矿机以及对辊碎矿机。中、小型选金厂大多采用两段一闭路碎矿,大型选金厂采用三段一闭路碎矿流程。 为了提高选矿生产能力,挖掘设备潜力,对碎矿流程进行了改造,使磨矿机的利用系数提高,采取的主要措施是实行多碎少磨,降低入磨矿石粒度。(二)重选 重选在岩金矿山应用比较广泛,多作为辅助工艺,在磨矿回路中回收粗粒金,为浮选和氰化工艺创造有利条件,改善选矿指标,提高金的总回收率,对增加产量和降低成本发挥了积极的作用。山东省约有10多个选金厂采用了重选这一工艺,平均总回收率可提高2%~3%,企业经济效益好,据不完全统计,每年可得数百万元的利润。河南、湖南、内蒙古等省(区)亦取得好的效果,采用的主要设备有溜槽、摇床、跳汰机和短锥旋流器等。从我国多数黄金矿山来看,浮—重联合流程(浮选尾矿用重选)适于采用,今后应大力推广阶段磨矿阶段选别流程,提倡能收、早收的选矿原则。(三)浮选 据调查,我国80%左右的岩金矿山采用浮选法选金,产出的精矿多送往有色冶炼厂处理。由于氰化法提金的日益发展和企业为提高经济效益,减少精矿运输损失,近年来产品结构发生了较大的变化,多采取就地处理(当然也由于选冶之间的矛盾和计价等问题,迫使矿山就地自行处理)促使浮选工艺有较大发展,在黄金生产中占有相当的重要地位。通常有优先浮选和混合浮选两种工艺。近年来在工艺流程改造和药剂添加制度方面有新的进展,浮选回收率也明显提高。据全国40多个选金厂,浮选工艺指标调查结果表明,硫化矿浮选回收率为90%,少数高达95%~97%;氧化矿回收率为75%左右;个别的达到80%~85%。近年来,浮选工艺流程的革新改造以及科研成果很多,效果明显。阶段磨浮流程,重—浮联合流程等,是目前我国浮选工艺发展的主要趋势。如湘西金矿采用重—浮联合流程,进行阶段磨矿阶段选别,获得较好指标,回收率提高6%以上;焦家金矿、五龙金矿、文峪金矿、东闯金矿等也取得一定的效果。又如新城金矿,原流程为原矿直接浮选,由于含泥较高(矿石本身含泥高,再加采矿尾砂胶结充填强度不够,带入部分泥砂)使选矿指标连续下降。经考查试验,采用了泥砂分选工艺流程,回收率由05%提高到01%,精矿品位135g/t提高到140g/t,稳定了生产。金厂峪金矿由于原矿品位逐年下降,因此使浮选指标降低,经与沈阳黄金学院等单位合作试验研究采用分支浮选工艺,提高了浮选指标和精矿品位。这一科研成果(于1988年1月黄金总公司通过了技术鉴定),为浮选工艺改造得到了新的启示。当然,浮选法和其他方法一样不是万能的,不可能对所有含金矿石都有效,主要还要考虑矿石性质,在选择工艺流程时,需进行多方面的论证和试验。 近几年来,为提高分选效果,在工艺不断改进的同时,对药剂添加制度和混合用药方面也作了不少改进和研究,在加药实现自动控制方面也有新的进展。(四)化选-水冶提金工艺 混汞法提金 混汞法提金工艺是一种古老的提金工艺,既简便,又经济,适于粗粒单体金的回收。我国不少黄金矿山还沿用这一方法。随着黄金生产的发展和科学技术进步,混汞法提金工艺也不断得到了改进和完善。由于环境保护要求日益严格,有的矿山取消了混汞作业,为重选、浮选和氰化法提金工艺所取代。 在黄金生产中,混汞法提金工艺仍有其重要的作用,在国内外均有应用实例。目前河北张家口、辽宁二道沟、吉林夹皮沟、山东沂南等不少金矿应用了此工艺。辽宁二道沟金矿原为单一浮选流程,根据矿石性质改为混汞加浮选联合流程,总回收率提高81%(混汞回收率达6%),尾矿品位由74g/t降到32g/t,年获效益为158万元。混汞法提金工艺关键在于如何采取防护措施,消除汞毒污染。氰化法提金工艺 氰化法提金工艺是现代从矿石或精矿中提取金的主要方法。氰化法提金工艺包括:氰化浸出、浸出矿浆的洗涤过滤、氰化液或氰化矿浆中金的提取和成品的冶炼等几个基本工序。我国黄金矿山现有氰化厂基本采用两类提金工艺流程,一类是以浓密机进行连续逆流洗涤,用锌粉置换沉淀回收金的所谓常规氰化法提金工艺流程(CCD法和CCF法),另一类则是无须过滤洗涤,采用活性炭直接从氰化矿浆中吸附回收金的无过滤氰化炭浆工艺流程(CIP法和CIL法)。 常规氰化法提金工艺按处理物料的不同又分两种:一种是处理浮选金精矿或处理混汞、重选尾矿的氰化厂。采用这种工艺的多是大型国营矿山。如河北金厂峪;辽宁五龙、河南杨寨峪;山东招远、新城、焦家、三山岛金矿。另一种是处理泥质氧化矿石,采用全泥搅拌氰化的提金厂。如吉林海沟;黑龙江团结沟;安徽新桥金银矿等矿山。 我国早在30年代已开始使用氰化法提金工艺。台湾金瓜石金矿在1936~1938年期间,采用氰化-锌粉置换工艺提取黄金,年产黄金15万两。 进入20世纪60年代后,为了适应国民经济的发展,大力发展矿产金的生产,在一些矿山先后采用间歇机械搅拌氰化法提金工艺和连续搅拌氰化法提金工艺取代渗滤氰化法提金工艺。1967年,首先在山东招远金矿灵山和玲珑选金厂实现了连续机械搅拌氰化工艺生产黄金,氰化法提金由70%提高到23%,从此连续机械搅拌氰化法提金工艺在全国各大金矿迅速获得推广。1970年金厂峪金矿、1977年五龙金矿氰化厂相继建成投产,此后国内又陆续建成投产了一批机械搅拌氰化厂,氰化法提金工艺进入了一个新的发展阶段。 黄金生产的不断发展和金矿资源的迅速开发,自20世纪80年代起泥质高的含金氧化矿石大量增加,开发对这类矿石进行全泥氰化搅拌浸出的研究,并在黑龙江团结沟金矿建设一座日处理500t矿石的氰化厂,1983年投入生产。从此,全泥氰化法提金工艺日渐推广应用,先后在河南、吉林、河北、陕西、内蒙古等地采用此法建厂提金。与此同时,为解决泥质氧化矿石在浓密过滤固液分离上的困难,于1979年11月长春黄金研究所开始对团结沟金矿的矿石采用无过滤的炭浆法提金工艺,进行了历时两年的试验研究,获得了成功。在此基础上,于1984年8月在河南灵湖金矿自行设计利用国产设备建成我国第一座日处理50t矿石的炭浆法提金厂。使我国氰化法提金工艺向前迈进了一大步。炭浆法提金工艺成为处理泥质氧化矿石的岩金矿山就地产金的重要方法之一。此后在吉林、河南、内蒙古、陕西等地建起了炭浆法提金厂。1984年末,冶金工业部黄金局为推动炭浆法提金工艺在我国的应用,移植消化国外先进技术和设备,与美国戴维麦基公司合作,在陕西省西潼峪金矿、河北省张家口金矿,分别建起了一座日处理矿石250t(西潼峪)和一座450t(张家口)的炭浸提金厂。据调查张家口金矿达到54%(1988年炭浆回收率为25%)的回收率。 依*科学大搞技术革新的试验研究,使我国黄金生产技术水平有较大提高。如金厂峪金矿研究采用锌粉代替锌丝置换金泥成功,使置换率达到89%,金泥含金品位明显提高,锌耗量由原锌丝置换的2kg/t降到6kg/t,生产成本大幅度降低。继而在招远、焦家、新城、五龙等矿山推广应用也取得明显效果。低品位氧化矿石的堆浸工艺,在丹东虎山金矿试验成功后,相继在河南、河北、辽宁、云南、湖北、内蒙古、黑龙江、吉林、陕西等省区推广应用,经济效果明显,为低品位氧化矿的开发利用开辟了道路。据不完全统计,我国目前采用堆浸法生产的黄金年产量达到万两以上(仅河南省堆浸生产的黄金累计为3万两),但与发达国家相比,我国堆浸规模较小,一般为1×103~3×103t/堆,万t/堆的较少,在技术上也存在较大的差距,1988年陕西太白县双王金矿大型万吨级堆浸场投产,取得可喜的成果(矿石品位5g/t)。 国外先进技术和设备的引进消化(如美国的高效浓密机,双螺旋搅拌浸出槽,日本的马尔斯泵,带式过滤机等),使我国黄金生产在装备水平和技术水平上又有了进一步的提高,同时也促进了我国黄金生产设备向高效、节能、大型化、自动化方向发展。在硫脲提金、硫代硫酸盐提金,预氧化细菌浸出,加压催化浸出,树脂吸附等新工艺的科学研究方面,近年来也有新的进展。1979年长春黄金研究所进行硫脲提金试验获得成功,并于1984年在广西龙水矿建成一座日处理浮选金精矿10~20t的硫脲提金车间(1987年通过部级鉴定)。其他工艺虽处于试验研究阶段和正准备建厂投产,足以说明我国提金技术已发展到一个新的水平。(五)金的冶炼与回收 黄金冶炼是黄金生产中最后一道工序,其产品为成品金。冶炼有粗炼和精炼之分。精粗炼产品为合金(俗称合质金),我国黄金矿山就地产金多为合质金,直接交售给银行。黄金富矿块和各种金精矿运往有色冶炼厂加工提炼成品金(俗称含量金)。建国40年来,黄金冶炼和综合回收发展较快,冶炼技术和工艺装备水平不断提高,冶炼成本日益降低,促进了黄金生产的发展。

在制造、热处理等过程中:主要是材料结晶速度快慢不均,有时内应力可以达到最大点。 这种效应导致应变中性层和几何中性层的不重合及向弯曲内侧滑移 我只知道:各种合金的制造及热处理中,过程的应力集中变换测量--"金属应力集中检测仪",它是在役制造的把关并用配以软件加以应变曲线图分析,对比,存档报表等等估计能解决此问题。

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有色冶金技术毕业论文题目大全及范围

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我刚发了个邮件给你,这篇论文很不错,但是你肯定是要经过调整,把它变成你自己的! 我帮你改了论题:探讨冶金自动化技术的应用趋势 希望能够帮到你,望采纳!

镁法海绵钛爬壁钛生成量的初探沈俊宇(遵义钛业股份有限公司 贵州省 563004)摘要:在海绵钛的还原生产过程中,反应器的上部器壁会生成大量环状的爬壁钛,一炉产品爬壁钛的生成量少则500 kg左右,多则达800至1000 kg,爬壁钛不仅产品取出困难,增加操作人员劳动强度,而且其质量较差,经济损失大。本文分析了海绵钛爬壁钛的形成机理及生产过程中爬壁钛增多的原因,提出了还原中后期最大加料速度限制,以缓解反应剧烈程度和控制反应液面高度在1#范围内小幅波动,防止形成新的活性中心,是生产过程中减少爬壁钛生成量的主要途径。关键词:海绵钛 爬壁钛 生成量 加料速度 反应液面高度A Study the Production of the Titanium on Walls Produced in the Process of Sponge Producing by Magnesium ProcessJunyu,Shen(Zunyi Titanium COLTDGuizhou 563004)Abstract:A quantity of annular titanium will be produced on upper walls of reactors during the reduction and distillation。The production per batch is from 500kg to 800 or 1, It is difficult for operators to take products out ,and also influences the quality Therefore ,the titanium on walls not only strengthens the labor intensity ,but also causes a big loss The paper analyzes the formation mechanism of the titanium on wall and reasons why its production Also,in order to ease the strong reaction,make the liquid level in reaction waves no more than 1’’and prevents the formation of new active centers ,the paper introduces a main method to reduce the production of the titanium on walls,that is to retrict the feed speed in mid or late period of reduction and Keywords:titanium sponge the titanium on walls production feed speed liquid level in reaction 1 前言在海绵钛的还原生产过程中,反应器的上部器壁会生成大量环状的爬壁钛,如图1所示。爬壁钛会导致以下不良后果: 第一,由于目前使用双法兰反应器,反应器上部热损失较大(上部有三圈水套,反应器约300 mm高度在加热炉外),上部爬壁钛中的氯化镁很难被蒸发出去,使爬壁钛中含有较高的杂质元素氯,剥取产品时会看到反应器口部(爬壁钛的最上部)粘有大量的镁和氯化镁。第二,海绵钛还原、蒸馏反应器为铁制反应器,由于爬壁钛在反应器器壁上粘附较强,加之双法兰反应器上部热损失大,为保证反应器上部温度,蒸馏期间加热炉1#、2#加热电阻丝送电频率高且时间长,致使爬壁钛普遍有发亮现象,分析结果显示杂质元素铁含量较高。第三,爬壁钛在反应器上部空间极易被泄漏进的空气污染,使产品中杂质元素氮、氧含量较高。由表1可看出,产品分析爬壁钛质量级别基本上在3—5级(极少部分在2级以上),同时,也有少部分因杂质元素过高成为等外品。一炉产品爬壁钛的生成量少则500kg左右,多则达800至1000 kg,经济损失较大。另外,爬壁钛过多也给产品取出带来困难,增加操作人员劳动强度。为了减少爬壁钛生成量,降低损失,我们进行了控制液面高度及调整料速试验。表1 2007年下半年爬壁钛质量统计表分析批数(批) 2级品批数(批) 3~5级品批数(批) 等外品批数(批) 2级品影响因素 3~5级品、等外品影响因素75 12 51 12 HB、Fe、Cl、O、N HB、Fe、Cl2 爬壁钛形成机理镁还原TiCl4主要反应为:TiCl4+2Mg=Ti+2MgCl2,在还原反应刚开始时,加入的TiCl4大部分气化,发生气相TiCl4—气相Mg或气相TiCl4—液相Mg反应,同时也有一部分TiCl4液体未来得及气化,进入液镁中,发生液相TiCl4—液相Mg间的反应。还原刚开始在反应器铁壁和熔镁表面夹角处上,一旦有钛晶粒出现后,裸露在熔镁面上方的钛晶体尖峰或棱角便成为活性中心。[1] 镁还原TiCl4主要在此活性中心上进行。液镁靠表面张力沿铁壁和钛晶体毛细孔上爬,被吸附在活性中心上,与气相TiCl4反应生成最初的海绵钛颗粒。随着反应的进行,生成的海绵钛颗粒依赖其与反应器壁的粘附力和熔体浮力的支持沿反应器壁在熔体表面逐渐长大,并浮在熔体表面。随着生成的海绵钛块增厚、增大,加之排放氯化镁,失去熔体浮力支持的海绵钛块体大部份就会沉落在熔体底部,这样在反应器器壁上,将有环状海绵钛粘附在其上,其实,这部分也是最初的爬壁钛。另外,在还原反应初期,液镁有很大的蒸发表面,而空间压力较低,故镁具有很大的蒸发速度。还原反应中期,反应温度较高和对反应器底部加热时,也会有部分镁蒸发。镁蒸气挥发后,冷凝在反应器器壁和大盖底部,与气相TiCl4反应也会生成部份爬壁钛。海绵钛块沉落熔体底部后,熔体表面会重新暴露出液镁的自由面,还原反应将恢复到较大的速度。随着反应的进行,在熔体表面会重新生成海绵钛桥,通过排放氯化镁,钛桥被破坏,海绵钛块靠自重下沉,又为下一层海绵钛生长创造条件,爬壁钛也在这一过程中逐渐形成,还原反应如此周而复始进行,直至镁的利用达到65%—75%之后。3 生产中爬壁钛增多原因分析1中后期加料速度随着还原反应的进行,特别是进入中期后,加料速度逐渐增加,反应进行的非常剧烈,熔体表面反应区中心部最高温度可达1200℃以上,而镁的沸点仅1105℃,此时镁处于沸腾状态。加之目前还原操作料速按玻璃转子流量计实际刻度与自动加料系统对照进行加料,因玻璃转子流量计出厂时是用水标定,当被测介质改为TiCl4时,其修正系数,经计算应为13。当玻璃转子刻度显示最大加料量为150 kg /5h,实际料速已达160~170 kg /5h。这样更加剧了反应的剧烈程度,沸腾的液镁将不断吸附在最初反应器壁上已形成的少量环状爬壁钛上,通过钛晶体毛细孔上爬,与气相TiCl4反应生成新爬壁钛,使原环状爬壁钛增多、增厚。另外,由于反应剧烈程度增加,也加剧了液镁的气化,液镁蒸气挥发后,冷凝附着在反应器器壁上部和大盖底部,与气相TiCl4反应生成爬壁钛,这些爬壁钛主要粘附在反应器器壁上部和大盖底部。因此,最大料速持续的时间越长,生成爬壁钛也就越多(表2)。表2 部分大料速爬壁钛生成量统计表最大料速(kg /5h) 持续的时间(h) 爬壁钛占毛产量比例(%)生产炉-1 155~165 35 75生产炉-2 145~155 40 55生产炉-3 155~165 36 67生产炉-4 155~165 40 35生产炉-5 155~165 35 2 反应液面高度反应液面高度太低、波动范围过大会增加爬壁钛生成量,其原因如下:第一,当反应液面高度过低时,TiCl4距液镁表面间距面相对较远,发生液相TiCl4—液相Mg间的反应相对减少,气相TiCl4与镁蒸气反应相对增加,从而增加爬壁钛生成量。第二,因未定时、定量准确排放MgCl2,反应液面高度大幅上下波动,易在钛晶体活性中心之外,形成新的活性中心,液镁靠表面吸引力沿铁壁和钛晶体孔隙上爬,被吸附在活性中心上,这样在反应器壁上会粘附形成新的爬壁钛。因此,不控制好液面高度,及时准确排放MgCl2,也将增加爬壁钛的生成量(表3)。表3 反应液面高度大幅波动量统计表反应液面高度波动范围 爬壁钛占毛产量比例(%)生产炉-6 1#~2# 88生产炉-7 1#~2# 82生产炉-8 1#~2# 67生产炉-9 1#~2# 02生产炉-10 1#~2# 02生产炉-11 1#~2# 814 措施通过上述分析,可以知道爬壁钛是海绵钛生产过程中必然要形成的,但其生成量是可以控制的,因此,我们对加料速度以及反应液面高度进行了调整。结合生产实践,采取两项措施:第一,我们对部分处于通风不好而影响散热的炉子还原中期最大加料速度限制在135~140 kg /5h,以缓解反应剧烈程度,特殊炉次,因反应温度太低,可以适当提高至160~170 kg /5h,但持续时间不能太长,最多3~4 h;后期最大料速限制在105~110 kg /5h。第二,控制反应液面在1#范围内小幅波动,防止形成新的活性中心,以达到降低爬壁钛生成量的目的(表4)。表4 调整料速及排放MgCl2制度试验对比表料速及排放MgCl2制度 平均爬壁钛占毛产比例(kg) 平均钛坨重量(kg) 平均加料时间(h) 中期平均最大料速(kg /5h) 后期平均最大料速(kg /5h)调整前 56 5291 89 160 120调整后 28 5483 87 138 107从表4的统计数据可以看出,通过控制最大料速以及控制好液面高度及时准确的排放MgCl2,产品生成的爬壁钛占毛产比例大大下降,调整前平均爬壁钛为56%,调整后平均爬壁钛28%,平均下降28%。在进行调整料速试验期间,对生产炉-59一炉产品还原中期加料再次进行提高料速到155~165 kg /5h试验,结果爬壁钛增至占毛产量的93%,从这点也证明了加料速度对爬壁钛形成的影响。此外,调整前,钛坨平均重5291 kg,调整后,钛坨平均重5483 kg,平均毛产重量未受影响;调整前平均加料时间89小时,调整后平均加料时间87小时,加料时间也略有减少。试验在降低爬壁钛生成量的同时,缩短了还原生产周期,降低了还原电耗,取得了较好的效果。5 结论1对处于通风不好而影响散热的炉子还原中期最大加料速度限制在135~140kg /5h,后期最大料速限制在105~110 kg /5h 2控制反应液面高度在1#范围内小幅波动。本试验在巩固海绵钛钛坨产量的情况下,降低了爬壁钛生成量,试验取得了效果,为进一步研究探索海绵钛爬壁钛生成量打下了基础。参考资料[1] 莫畏, 邓国珠 ,罗方承 钛冶金[M]版次(第二版)北京:冶金工业出版社,1998:281-293

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(一)破碎与磨矿 据调查,我国选金厂多采用颚式破碎机进行粗碎,采用标准型圆锥碎矿机中碎,而细碎则采用短头型圆锥碎矿机以及对辊碎矿机。中、小型选金厂大多采用两段一闭路碎矿,大型选金厂采用三段一闭路碎矿流程。 为了提高选矿生产能力,挖掘设备潜力,对碎矿流程进行了改造,使磨矿机的利用系数提高,采取的主要措施是实行多碎少磨,降低入磨矿石粒度。(二)重选 重选在岩金矿山应用比较广泛,多作为辅助工艺,在磨矿回路中回收粗粒金,为浮选和氰化工艺创造有利条件,改善选矿指标,提高金的总回收率,对增加产量和降低成本发挥了积极的作用。山东省约有10多个选金厂采用了重选这一工艺,平均总回收率可提高2%~3%,企业经济效益好,据不完全统计,每年可得数百万元的利润。河南、湖南、内蒙古等省(区)亦取得好的效果,采用的主要设备有溜槽、摇床、跳汰机和短锥旋流器等。从我国多数黄金矿山来看,浮—重联合流程(浮选尾矿用重选)适于采用,今后应大力推广阶段磨矿阶段选别流程,提倡能收、早收的选矿原则。(三)浮选 据调查,我国80%左右的岩金矿山采用浮选法选金,产出的精矿多送往有色冶炼厂处理。由于氰化法提金的日益发展和企业为提高经济效益,减少精矿运输损失,近年来产品结构发生了较大的变化,多采取就地处理(当然也由于选冶之间的矛盾和计价等问题,迫使矿山就地自行处理)促使浮选工艺有较大发展,在黄金生产中占有相当的重要地位。通常有优先浮选和混合浮选两种工艺。近年来在工艺流程改造和药剂添加制度方面有新的进展,浮选回收率也明显提高。据全国40多个选金厂,浮选工艺指标调查结果表明,硫化矿浮选回收率为90%,少数高达95%~97%;氧化矿回收率为75%左右;个别的达到80%~85%。近年来,浮选工艺流程的革新改造以及科研成果很多,效果明显。阶段磨浮流程,重—浮联合流程等,是目前我国浮选工艺发展的主要趋势。如湘西金矿采用重—浮联合流程,进行阶段磨矿阶段选别,获得较好指标,回收率提高6%以上;焦家金矿、五龙金矿、文峪金矿、东闯金矿等也取得一定的效果。又如新城金矿,原流程为原矿直接浮选,由于含泥较高(矿石本身含泥高,再加采矿尾砂胶结充填强度不够,带入部分泥砂)使选矿指标连续下降。经考查试验,采用了泥砂分选工艺流程,回收率由05%提高到01%,精矿品位135g/t提高到140g/t,稳定了生产。金厂峪金矿由于原矿品位逐年下降,因此使浮选指标降低,经与沈阳黄金学院等单位合作试验研究采用分支浮选工艺,提高了浮选指标和精矿品位。这一科研成果(于1988年1月黄金总公司通过了技术鉴定),为浮选工艺改造得到了新的启示。当然,浮选法和其他方法一样不是万能的,不可能对所有含金矿石都有效,主要还要考虑矿石性质,在选择工艺流程时,需进行多方面的论证和试验。 近几年来,为提高分选效果,在工艺不断改进的同时,对药剂添加制度和混合用药方面也作了不少改进和研究,在加药实现自动控制方面也有新的进展。(四)化选-水冶提金工艺 混汞法提金 混汞法提金工艺是一种古老的提金工艺,既简便,又经济,适于粗粒单体金的回收。我国不少黄金矿山还沿用这一方法。随着黄金生产的发展和科学技术进步,混汞法提金工艺也不断得到了改进和完善。由于环境保护要求日益严格,有的矿山取消了混汞作业,为重选、浮选和氰化法提金工艺所取代。 在黄金生产中,混汞法提金工艺仍有其重要的作用,在国内外均有应用实例。目前河北张家口、辽宁二道沟、吉林夹皮沟、山东沂南等不少金矿应用了此工艺。辽宁二道沟金矿原为单一浮选流程,根据矿石性质改为混汞加浮选联合流程,总回收率提高81%(混汞回收率达6%),尾矿品位由74g/t降到32g/t,年获效益为158万元。混汞法提金工艺关键在于如何采取防护措施,消除汞毒污染。氰化法提金工艺 氰化法提金工艺是现代从矿石或精矿中提取金的主要方法。氰化法提金工艺包括:氰化浸出、浸出矿浆的洗涤过滤、氰化液或氰化矿浆中金的提取和成品的冶炼等几个基本工序。我国黄金矿山现有氰化厂基本采用两类提金工艺流程,一类是以浓密机进行连续逆流洗涤,用锌粉置换沉淀回收金的所谓常规氰化法提金工艺流程(CCD法和CCF法),另一类则是无须过滤洗涤,采用活性炭直接从氰化矿浆中吸附回收金的无过滤氰化炭浆工艺流程(CIP法和CIL法)。 常规氰化法提金工艺按处理物料的不同又分两种:一种是处理浮选金精矿或处理混汞、重选尾矿的氰化厂。采用这种工艺的多是大型国营矿山。如河北金厂峪;辽宁五龙、河南杨寨峪;山东招远、新城、焦家、三山岛金矿。另一种是处理泥质氧化矿石,采用全泥搅拌氰化的提金厂。如吉林海沟;黑龙江团结沟;安徽新桥金银矿等矿山。 我国早在30年代已开始使用氰化法提金工艺。台湾金瓜石金矿在1936~1938年期间,采用氰化-锌粉置换工艺提取黄金,年产黄金15万两。 进入20世纪60年代后,为了适应国民经济的发展,大力发展矿产金的生产,在一些矿山先后采用间歇机械搅拌氰化法提金工艺和连续搅拌氰化法提金工艺取代渗滤氰化法提金工艺。1967年,首先在山东招远金矿灵山和玲珑选金厂实现了连续机械搅拌氰化工艺生产黄金,氰化法提金由70%提高到23%,从此连续机械搅拌氰化法提金工艺在全国各大金矿迅速获得推广。1970年金厂峪金矿、1977年五龙金矿氰化厂相继建成投产,此后国内又陆续建成投产了一批机械搅拌氰化厂,氰化法提金工艺进入了一个新的发展阶段。 黄金生产的不断发展和金矿资源的迅速开发,自20世纪80年代起泥质高的含金氧化矿石大量增加,开发对这类矿石进行全泥氰化搅拌浸出的研究,并在黑龙江团结沟金矿建设一座日处理500t矿石的氰化厂,1983年投入生产。从此,全泥氰化法提金工艺日渐推广应用,先后在河南、吉林、河北、陕西、内蒙古等地采用此法建厂提金。与此同时,为解决泥质氧化矿石在浓密过滤固液分离上的困难,于1979年11月长春黄金研究所开始对团结沟金矿的矿石采用无过滤的炭浆法提金工艺,进行了历时两年的试验研究,获得了成功。在此基础上,于1984年8月在河南灵湖金矿自行设计利用国产设备建成我国第一座日处理50t矿石的炭浆法提金厂。使我国氰化法提金工艺向前迈进了一大步。炭浆法提金工艺成为处理泥质氧化矿石的岩金矿山就地产金的重要方法之一。此后在吉林、河南、内蒙古、陕西等地建起了炭浆法提金厂。1984年末,冶金工业部黄金局为推动炭浆法提金工艺在我国的应用,移植消化国外先进技术和设备,与美国戴维麦基公司合作,在陕西省西潼峪金矿、河北省张家口金矿,分别建起了一座日处理矿石250t(西潼峪)和一座450t(张家口)的炭浸提金厂。据调查张家口金矿达到54%(1988年炭浆回收率为25%)的回收率。 依*科学大搞技术革新的试验研究,使我国黄金生产技术水平有较大提高。如金厂峪金矿研究采用锌粉代替锌丝置换金泥成功,使置换率达到89%,金泥含金品位明显提高,锌耗量由原锌丝置换的2kg/t降到6kg/t,生产成本大幅度降低。继而在招远、焦家、新城、五龙等矿山推广应用也取得明显效果。低品位氧化矿石的堆浸工艺,在丹东虎山金矿试验成功后,相继在河南、河北、辽宁、云南、湖北、内蒙古、黑龙江、吉林、陕西等省区推广应用,经济效果明显,为低品位氧化矿的开发利用开辟了道路。据不完全统计,我国目前采用堆浸法生产的黄金年产量达到万两以上(仅河南省堆浸生产的黄金累计为3万两),但与发达国家相比,我国堆浸规模较小,一般为1×103~3×103t/堆,万t/堆的较少,在技术上也存在较大的差距,1988年陕西太白县双王金矿大型万吨级堆浸场投产,取得可喜的成果(矿石品位5g/t)。 国外先进技术和设备的引进消化(如美国的高效浓密机,双螺旋搅拌浸出槽,日本的马尔斯泵,带式过滤机等),使我国黄金生产在装备水平和技术水平上又有了进一步的提高,同时也促进了我国黄金生产设备向高效、节能、大型化、自动化方向发展。在硫脲提金、硫代硫酸盐提金,预氧化细菌浸出,加压催化浸出,树脂吸附等新工艺的科学研究方面,近年来也有新的进展。1979年长春黄金研究所进行硫脲提金试验获得成功,并于1984年在广西龙水矿建成一座日处理浮选金精矿10~20t的硫脲提金车间(1987年通过部级鉴定)。其他工艺虽处于试验研究阶段和正准备建厂投产,足以说明我国提金技术已发展到一个新的水平。(五)金的冶炼与回收 黄金冶炼是黄金生产中最后一道工序,其产品为成品金。冶炼有粗炼和精炼之分。精粗炼产品为合金(俗称合质金),我国黄金矿山就地产金多为合质金,直接交售给银行。黄金富矿块和各种金精矿运往有色冶炼厂加工提炼成品金(俗称含量金)。建国40年来,黄金冶炼和综合回收发展较快,冶炼技术和工艺装备水平不断提高,冶炼成本日益降低,促进了黄金生产的发展。

一、文章结构形式  前置部分:论文标题 (段前: 一行,段后: 一行,黑体三号字加粗)居中,另起一行居中排列专业名称、学号、学生姓名、指导教师姓名、职称 (间隔三个汉字,中文宋体五号字)。  中文摘要(段前:5行居中):内容200字左右 (宋体小五号字,行距:固定值16磅)。  关键字 (缩进两格,宋体小五号字加粗,其余不加粗):3一5个词。  英文Abstract (段前:5行,字体:Times New Roman 10号加粗,居中) :正文(字体Times New Roman 10号字,行距:固定值16磅):应与中文摘要内容相同。  英文关键字 (缩进两格,字体:Arial 10 号字,段后:5):应与中文内容相同。  正文部分 (宋体五号字,行距:最小值15磅):  一、XXX(一级标题)(首行不空格, 黑体五号加粗, 段前5行,段后5行)  (一)…•…•(二级标题)(首行不空格,宋体五号加粗)   …•…•(三级标题)(首行空两格,宋体五号字加粗)  (1) -- --(首行空两格,宋体五号字不加粗)  (2) -- --(首行空两格,宋体五号字不加粗)   -- --  二、XXX (首行不空格)  (一)…•…•(首行不空格)   …•…•(首行空两格)  (1) -- --  (2) -- --   -- --  (1) -- --  (2) -   参考文献(段前:5行,黑体五号加粗,居中)  文献内容(宋体小五号字,期刊格式为:作者姓名论文题目[J] 期刊名, 出版年,卷号(期号):页码 参考书格式为:作者姓名书名[M] 出版地点, 出版社名称,出版日期:页码;网上内容格式为:作者姓名文章题目时间,网址)  [1] 李赤枫, 王 俊, 李 克, 等 自生Mg2Si颗粒增强Al基复合材料的组织细化[J] 中国有色金属学报, 2004, 14(2): 233-  [2] 殷 声 燃烧合成[M] 北京: 冶金工业出版社, 2004: 25-  [3] 王文新大象征收过路费 21, /film/  上述各项,除特殊要求的字号与字体外,宋体五号字,行距:最小值15磅。  二、行文要求  每篇文稿5000字左右,不超过四页A4纸,要言简意赅,术语规范,论据充分,条理清楚,图表、公式、程序要安排紧凑。  三、插图要求  图形大小合适、规范,图号清楚,中文标注(图题小五号字,加粗)。  四、打印要求  A4纸激光打印,文稿清晰;页边距:上5cm、下2cm、左2cm,右2cm,页眉页脚均为5cm。

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培养目标  冶金工程专业是培养具备冶金物理化学、钢铁冶金和有色金属冶金等方面的知识。能在冶金领域从事生产、设计、科研和管理工作的高级工程技术人才。编辑本段培养要求专业特色  冶金工程专业学生主要学习黑色和有色金属(包括重、轻、稀有和贵金属)冶金的基本理论、生产工艺和设备、实验研究、设计方法、环境保护及资源综合利用的基本理论和基本知识受到冶炼工艺制定、工程设计、测试技能和科学研究的基本训练。具有开发新技术,新工艺和新材料及工业设计和生产组织、管理的能力。知识领域  1.掌握本专业所需的制图、机械、电工与电子技术和计算机应用的基本知识和技能;   2.掌握黑色和有色金属冶金过程的基础理论和生产工艺知识;   3.具有黑色和有色金属冶金生产组织、技术经济、科学管理、环境安全的基础知识和工业设计的初步能力;   4.具有分析解决本专业生产中的实际问题以及进行科学研究,开发新技术、新工艺、新材料的初步能力;   5.了解本专业和相关学科的科技发展动态。编辑本段主要课程:主干学科  冶金工程主要课程  物理化学、金属学、冶金传输原理、冶金原理、钢铁冶金学、有色金属冶金学。编辑本段实践教学  包括金工实习、认识实习、生产实习、专业实验、计算机操作实验、课程设计、毕业实习、毕业设计(论文)。编辑本段开设院校  北京科技大学、安徽工业大学、南京工业大学、东北大学、中南大学、内蒙古工业大学、内蒙古科技大学、上海大学、西安建筑科技大学、太原理工大学、辽宁科技大学、昆明理工、贵州大学、湖南工业大学、重庆科技学院、青海大学、兰州理工大学、江西理工大学、贵州师范大学、重庆大学、上海大学江苏大学等

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